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湖南某金矿浮选工艺研究 ① 黄长峰１， 曹玉川２ （１．湖南辰州矿业股份有限公司，湖南 沅陵 ４１９６０７； ２．长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 ４１００１２） 摘 要 对湖南某金矿进行了浮选工艺研究，确定了最佳工艺参数和工艺流程。 在磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７５．８４％时，采用一 次粗选二次精选二次扫选、中矿顺序返回的闭路流程，获得了金品位 ５２．２４ ｇ／ ｔ、回收率 ８４．５８％的金精矿。 关键词 金矿； 浮选； 金； 浮选药剂 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０２０．０５．０１６ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０２０）０５－００６５－０３ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ Ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ｆｏｒ ｔｈｅ Ｇｏｌｄ Ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｈｕｎａｎ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ ＨＵＡＮＧ Ｃｈａｎｇ⁃ｆｅｎｇ１， ＣＡＯ Ｙｕ⁃ｃｈｕａｎ２ （１．Ｈｕｎａｎ Ｃｈｅｎｚｈｏｕ Ｍｉｎｉｎｇ Ｇｒｏｕｐ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｙｕａｎｌｉｎｇ ４１９６０７， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｏｆ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ｆｏｒ ｓｏｍｅ ｇｏｌｄ ｏｒｅ ｉｎ Ｈｕｎａｎ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ， ｏｐｔｉｍａｌ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ａｎｄ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｗｅｒｅ ｐｒｏｐｏｓｅｄ． Ｗｉｔｈ ａ ｆｉｎｅｎｅｓｓ ｏｆ －０．０７４ ｍｍ ７５．８４％， ｔｈｅ ｇｏｌｄ ｏｒｅ ｗａｓ ｓｕｂｊｅｃｔｅｄ ｔｏ ａ ｃｌｏｓｅ⁃ｃｉｒｃｕｉｔ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ｏｎｅ ｒｏｕｇｈｉｎｇ， ｔｗｏ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｃｌｅａｎｉｎｇ ａｎｄ ｔｗｏ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｓｃａｖｅｎｇｉｎｇ ｐｒｏｃｅｓｓｅｓ， ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｍｉｄｄｌｉｎｇｓ ｒｅｔｕｒｎｅｄ ｓｅｑｕｅｎｔｉａｌｌｙ． Ａｓ ａ ｒｅｓｕｌｔ， ｔｈｅ ｇｏｌｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ５２．２４ ｇ／ ｔ Ａｕ ａｔ ８４．５８％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｗａｓ ｏｂｔａｉｎｅｄ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｇｏｌｄ ｏｒｅ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｇｏｌｄ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｒｅａｇｅｎｔ 随着国民经济及高新技术发展，黄金需求呈稳定 增长态势，金矿资源不断地开发利用导致易处理金矿 及富矿资源越来越少，低品位、难处理及微细粒金矿成 为回收黄金的主要资源［１－４］。 本文针对湖南某金矿选 厂金回收率较低的现状，进行了详细浮选工艺参数试 验，确定了最优药剂制度，获得了较好的技术指标，可 为选厂流程改造及药剂制度优化提供技术基础和 依据。 １ 矿样性质 矿样中金属矿物以辉锑矿和黄铁矿为主，偶见黄 铜矿、闪锌矿、方铅矿、毒砂和磁黄铁矿零星分布；金矿 物主要为自然金和极少量的方锑金矿；脉石矿物以石 英居多，次为长石、绢云母、绿泥石、白云石和菱铁矿， 其他微量矿物包括锆石、磷灰石、锐钛矿、金红石和榍 石等。 金矿物主要以单体金、裸露金和包裹金等形式 产出，与金矿物嵌连关系较密切的矿物主要为黄铁矿， 次为辉锑矿和脉石。 试样化学多元素分析结果见表 １。 由表 １ 可知， 试样中可供回收的有价元素主要为 Ａｕ 和 Ｓｂ，选矿需 要排除的组分主要为 ＳｉＯ２、Ａｌ２Ｏ３等，对回收金影响较 大的有害元素砷的含量较低。 表 １ 试样化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ Ａｕ１）ＳｂＴＦｅ ＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＭｇＯＭｎＯＫ２Ｏ Ｎａ２Ｏ ２．９５０．７０３．８２６５．５６ １２．３７１．５２１．４４０．１４２．１８０．４９ ＴｉＯ２ ＣｕＰｂＺｎＡｓＰＳＣ烧失 ０．６８０．００２ ２ ０．０１４ ０．０１０ ０．０８２ ０．０２７１．０４１．１１５．７５ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 ２ 浮选试验 ２．１ 磨矿细度试验 磨矿细度对矿物的高效回收极其重要，适宜的磨 矿细度能够使矿物有效单体解离，又可防止过磨产生 大量微细粒导致浮选环境恶化。 按图 １ 所示工艺流程， 进行了磨矿细度条件试验，结果见表 ２。 其中捕收剂 ＭＡ 为黄药类药剂。 由表 ２ 可知，随着磨矿细度提高， ①收稿日期 ２０２０－０４－１５ 作者简介 黄长峰（１９８５－），男，湖南郴州人，工程师，主要从事矿山选矿技术和生产管理工作。 第 ４０ 卷第 ５ 期 ２０２０ 年 １０ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．４０ №５ Ｏｃｔｏｂｅｒ ２０２０ 万方数据 精矿产率提高，精矿金品位呈下降趋势，金回收率先升 高后下降，当磨矿细度为－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７５．８４％ 时，精矿金回收率较高，尾矿金品位较低，因此选择磨 矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７５．８４％进行后续试验。 * B3 63 A0g/t Na2S PbNO32 CuSO4 MA,V/A 2A 100 100 50 16050 20 PbNO32 CuSO4 MA,V/A 25 20 7020 1 MA,V/A7020 2 323 图 １ 条件试验流程 表 ２ 磨矿细度试验结果 －０．０７４ ｍｍ 粒级含量／ ％ 产品 名称 产率 ／ ％ 金品位 ／ （ｇｔ －１ ） 金回收率 ／ ％ 精矿１０．８８２１．７０８０．３０ ６４．１８尾矿８９．１２０．６５１９．７０ 原矿１００．００２．９４１００．００ 精矿１２．４２１９．９５８６．２８ ７５．８４尾矿８７．５８０．４５１３．７２ 原矿１００．００２．８７１００．００ 精矿１５．４４１６．２０８５．５４ ８５．４２尾矿８４．５６０．５０１４．４６ 原矿１００．００２．９２１００．００ 精矿１９．１０１２．８０８３．４３ ９２．４４尾矿８０．９００．６０１６．５７ 原矿１００．００２．９３１００．００ ２．２ 硫化钠用量试验 按图 １ 所示流程，在磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７５．８４％条件下进行了硫化钠用量条件试验，结果见表 ３。 由表 ３ 可知，随着硫化钠用量增加，精矿产率先增加后 下降。 这是由于过多的硫化钠抑制了载金硫化物的浮 选。 精矿金品位和回收率均随硫化钠用量增加出现波 动。 综合考虑各项指标及药剂成本，选择硫化钠用量 １００ ｇ／ ｔ 为宜。 ２．３ 硫酸铜用量试验 按图 １ 所示流程，在磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７５．８４％、硫化钠用量 １００ ｇ／ ｔ 条件下进行了硫酸铜用量 条件试验，结果见表 ４。 由表 ４ 可知，随着硫酸铜用量 增加，精矿产率和回收率均先增加后下降。 考虑到回 收率指标，选择硫酸铜用量 １００ ｇ／ ｔ 为宜。 表 ３ 硫化钠用量试验结果 硫化钠用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 金品位 ／ （ｇｔ －１ ） 金回收率 ／ ％ 精矿９．８０２４．２０８０．１８ ０尾矿９０．２００．６５１９．８２ 原矿１００．００２．９６１００．００ 精矿１１．５４１９．５０７６．０８ ５０尾矿８８．４６０．８０２３．９２ 原矿１００．００２．９６１００．００ 精矿１１．７０２０．７１８２．０６ １００尾矿８８．３００．６０１７．９４ 原矿１００．００２．９５１００．００ 精矿１３．３２１７．４０８１．６７ １５０尾矿８６．６８０．６０１８．３３ 原矿１００．００２．８４１００．００ 精矿１１．７６１９．９４８２．８５ ２００尾矿８８．２４０．５５１７．１５ 原矿１００．００２．８３１００．００ 精矿９．８０２３．８９８２．５２ ４００尾矿９０．２００．５５１７．４８ 原矿１００．００２．８４１００．００ 表 ４ 硫酸铜用量试验结果 硫酸铜用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 金品位 ／ （ｇｔ －１ ） 金回收率 ／ ％ 精矿１０．１４２２．１０７４．５８ ０尾矿８９．８６０．８５２５．４２ 原矿１００．００３．００１００．００ 精矿１１．７０２０．７１８２．０６ ５０尾矿８８．３００．６０１７．９４ 原矿１００．００２．９５１００．００ 精矿１３．３６１８．１０８２．３１ １００尾矿８６．６４０．６０１７．６９ 原矿１００．００２．９４１００．００ 精矿８．７８２５．０５７５．０９ ２００尾矿９１．２２０．８０２４．９１ 原矿１００．００２．９３１００．００ 精矿９．８６２２．２０７５．２２ ３００尾矿９０．１４０．８０２４．７８ 原矿１００．００２．９１１００．００ ２．４ 捕收剂种类试验 按图 １ 所示流程，在磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级含 量 ７５．８４％、硫化钠和硫酸铜用量均为 １００ ｇ／ ｔ 条件下 进行了捕收剂种类试验，结果见表 ５。 其中 ＭＡ、Ｙ８９、 ＣＹＨ⁃１ 均为黄药类药剂，试验中粗选、扫选 １ 和扫选 ２ 捕收剂用量分别为 １４０ ｇ／ ｔ，６０ ｇ／ ｔ 和 ６０ ｇ／ ｔ。 由表 ５ 可知，采用 ＣＹＨ⁃１ 作捕收剂获得的精矿金回收率较 高，而且精矿金品位较高。 综合考虑，选择 ＣＹＨ⁃１ 作 为浮选捕收剂较为适宜。 ２．５ 全流程闭路试验 在各条件试验的基础上进行了全流程闭路试验， 以考察中矿循环、药剂累积对精矿指标的影响以及所 能获得的闭路试验指标。 采用一粗二扫二精、中矿顺序 返回流程进行闭路试验，试验流程见图 ２，结果见表 ６。 ６６矿 冶 工 程第 ４０ 卷 万方数据 表 ５ 捕收剂种类试验结果 捕收剂 种类 产品 名称 产率 ％ 金品位 ／ （ｇｔ －１ ） 金回收率 ／ ％ ＭＡ＋丁铵黑药 （３∶１） 精矿１３．３６１８．１０８２．３１ 尾矿８６．６４０．６０１７．６９ 原矿１００．００２．９６１００．００ Ｙ８９＋丁铵黑药 （３∶１） 精矿１２．５０１８．１５７４．２３ 尾矿８７．５００．９０２５．７７ 原矿１００．００３．０６１００．００ 异戊基黄药＋丁铵黑药 （３∶１） 精矿９．１２２３．６５７８．５０ 尾矿９０．８８０．６５２１．５０ 原矿１００．００２．７５１００．００ ＣＹＨ⁃１ 精矿１０．４０２２．５５８６．７４ 尾矿８９．６００．４０１３．２６ 原矿１００．００２．７０１００．００ ＭＡ＋丁铵黑药＋Ｚ⁃２００ （６∶２∶１） 精矿１２．６４１８．６５７７．１３ 尾矿８７．３６０．８２２．８７ 原矿１００．００３．０６１００．００ * B3 63 A0g/t Na2S PbNO32 CuSO4 CYH-1 2A 100 100 100 140 20 PbNO32 CuSO4 CYH-1 2A 25 20 60 10 121 CYH-160 222 323 -0.074 mmC75.84 图 ２ 闭路试验流程 表 ６ 闭路试验结果 产品名称产率／ ％金品位／ （ｇｔ －１ ）金回收率／ ％ 精矿４．９９５２．２４８４．５８ 尾矿９５．０１０．５０１５．４２ 原矿１００．００３．０８１００．００ 由表 ６ 可知，采用一粗二扫二精闭路浮选，最终可 获得金精矿金品位 ５２．２４ ｇ／ ｔ、回收率 ８４．５８％、尾矿金 品位 ０．５０ ｇ／ ｔ、金属损失率 １５．４２％的指标。 ３ 结 语 １） 某矿石含金 ２．９５ ｇ／ ｔ，金矿物主要为自然金和 少量方锑金矿，与金矿物嵌连关系较密切的矿物主要 为黄铁矿，次为辉锑矿和脉石；金属矿物以辉锑矿和黄 铁矿为主，脉石矿物以石英居多，次为长石、绢云母、绿 泥石、白云石和菱铁矿。 ２） 在磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ７５．８４％的条件 下，采用一粗二扫二精、中矿顺序返回的闭路流程，最 终可获得金精矿金品位 ５２．２４ ｇ／ ｔ、回收率 ８４．５８％、尾 矿金品位 ０．５０ ｇ／ ｔ、金属损失率 １５．４２％的指标。 参考文献 ［１］ 张晓民，李 恒，李 浩，等． 铜金铁多金属矿综合回收选矿工艺 研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１８（６）７４－７８． ［２］ 黄丽娟，姜亚雄，朱 坤，等． 云南某金矿浮选尾矿综合回收试验 研究［Ｊ］． 黄金， ２０１８，３９（１）７７－８０． ［３］ 阎 赞，王闻单，王 露，等． 甘肃某金矿选别试验研究［Ｊ］． 黄金 科学技术， ２０１８，２６（１）７４－８０． ［４］ 何阳阳，赵 林，张 锐． 川西某金矿选矿试验探索［Ｊ］． 有色金 属（选矿部分）， ２０１８（３）３７－４１． 引用本文 黄长峰，曹玉川． 湖南某金矿浮选工艺研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０２０，４０（５）６５－６７． ７６第 ５ 期黄长峰等 湖南某金矿浮选工艺研究 万方数据